司晓鹏,周昌台
(1.晋能控股煤业集团晋城煤炭事业部成庄矿,山西晋城 048000;2.深圳大学深地科学与绿色能源研究院,广东深圳 518060)
为了有效提高煤炭开采的回收率,近几十年来,我国在不同地质条件下研究并应用了1 种称为沿空留巷的无矿柱长壁采矿法[1-2]。沿空留巷实现了无煤柱开采,从根本上减少了在煤炭开采过程中造成的损失[3]。沿空留巷的瓦斯抽放不仅可以降低气流中的瓦斯浓度,还可以利用瓦斯资源[4]。沿空留巷由于其多重优势已在实践中得到应用,但仍需开发和改进,以建立科学的控制概念和有效的支持技术体系[5-6]。由此,众多学者对沿空留巷技术进行了各种实验和理论研究,针对留巷特点和顶板岩层结构的运动规律,在现场试验和实验室试验的基础上,提出了大量的围岩控制理论和支护措施[7]。当前在无煤柱开采过程中,应用较为广泛的2 种沿空留巷技术为:①巷旁充填,即在工作面推进的过程中,沿回采巷道进行巷旁充填;②切顶卸压,即在留巷边缘利用聚能预裂爆破法对顶板实现切顶。
作为留巷采空区支护结构的重要组成部分,巷旁回填体是围岩稳定性控制的关键因素。充分的支护阻力和合理的巷旁回填体宽度可以减少滞后的开采应力作用下的变形和破坏,从而减少顶板下沉,防止采空区留巷中支护结构的破坏[8]。
尽管巷旁支护能提升沿空留巷的整体承载能力,但是并没有使得留巷围岩应力分布特征发生改变。此外,不合理的充填体布置容易导致应力集中的出现,并可能引起动力灾害。基于切顶短臂梁理论,何满潮院士等结合沿空留巷巷道的实际受力情况,提出1 种基于切顶卸压技术的沿空留巷方法。该方法通过主动切顶的方式,解决了传统沿空留巷充填体压力大的问题[9-10]。作为切顶沿空留巷的关键技术,预裂爆破技术可以将采空区与巷道之间的顶板切断为2 部分,从而阻隔采空区顶板垮落对留巷巷道的影响。杨朋等[11]和周思友[12]分别针对深井坚硬顶板、厚煤层综放工作面条件下的沿空留巷围岩控制难题进行了研究,并提出以切、补、护、支,为核心的控制措施。
综上,巷旁支护和切顶卸压2 项技术是实现沿空留巷无煤柱开采的关键。因此,从成庄矿5309 开采工作面的实际情况出发,对柔性混凝土巷旁支护和预裂爆破切顶卸压2 项技术的协同运用进行了分析,通过理论计算和现场观测验证了2 种技术结合运用的合理性,对同类条件下沿空留巷的施工提供了借鉴。
成庄煤矿5309 采煤工作面开采二叠系下统山西组3#煤,煤层较为稳定,黑色,似金属光泽,煤体有夹矸,煤平均厚度为6.32 m,煤层倾角2°~8°,平均倾斜角为3°;工作面南北长约2 420.7 m,东西长约251 m,切眼东西方向布置,由南向北后退式回采。5309 工作面计划在53091 巷进行沿空留巷,后期作为5311 工作面3 巷使用,具体工作面布置方式如图1。5309 工作面煤层顶底板岩层状况见表1。
图1 5309 采煤工作面的工程概况Fig.1 Project overview of 5309 coal face
表1 5309 工作面煤层顶底板岩层Table 1 Roof and floor strata of coal seam in 5309 working face
53091 轨道巷的最初支护布置为锚网索联合支护。其中,顶板锚杆尺寸ϕ22 mm×2 400 mm,网片尺寸5 900 mm×1 200 mm,锚索尺寸ϕ17.2 mm×7 400 mm。其中,锚杆每排6 根、排列间距950 mm×1 000 mm;菱形金属网使用8#铁丝,网孔边长30 mm;锚索顶部打设有2 根锚索时,锚索距帮均为1 325 mm,间距2 850 mm;顶部打设1 根锚索时,布置于巷中。帮部锚杆尺寸为ϕ22 mm×2 400 mm,每排4根,间排距900 mm×1 000 mm,菱形金属网使用10#铁丝,网孔尺寸为50 mm×50 mm。
53091 巷在掘进期间采用锚杆索进行支护,然而,目前顶板支护强度不能够满足沿空留巷期间非对称三维采动岩体与巷旁支护体相互作用过程中的支护要求,顶板运动过程中巷道帮顶易出现片帮或大变形,影响留巷稳定,特对53091 巷道进行锚索补强支护。巷道补强支护断面的布置如图2,补强支护锚索直径为ϕ17.2 mm、长度为7 400 mm。巷道顶部原来已经有2 根锚索时,距煤柱帮3 000 mm 处另外加设1 根单体锚索,如只有1 根锚索,需要加设2根锚索,各自距煤柱帮600 mm、1 950 mm,2 种锚索布置排距均为2 000 mm。巷帮补强支护间排距为1 800 mm×2 000 mm,上部锚索距巷道顶板1 300 mm,下部锚索距底板400 mm。
图2 53091 巷道补强支护断面图Fig.2 53091 roadway reinforcement and support section
沿空留巷后,随工作面推采距离的增加,采空区直接顶上部的亚关键层悬顶面积也随之加大,当周期来压步距叠加到一定数量时,亚关键层悬顶有1个垮落过程,对沿空留巷支护体及巷道有1 个滞后压力显现的过程,会对沿空留巷造成不同程度的破坏,有必要超前工作面对亚关键层进行预裂切顶爆破,亚关键层提前垮落减少采空区悬顶面积,降低对沿空留巷的威胁,是降低滞后压力显现对沿空留巷威胁的1 个辅助性措施。
运用聚能药包实现定向预裂爆破、并达到切顶卸压目的,聚能药包定向断裂爆破机理如图3。这种方法可以高效利用炸药,并精准控制爆生裂纹,既破断留巷外侧关键层,又能减缓关键层在破坏过程中对留巷上方挤压作用,同时降低了巷道围岩变形,有效防止了巷道内顶板台阶倾斜和变形。
图3 聚能药包定向断裂爆破机理Fig.3 Directional fracture blasting mechanism of shaped charge
聚能药包定向预裂炮孔布置如图4。
图4 聚能药包定向预裂炮孔布置Fig.4 Directional presplitting hole arrangement of shaped charge
因为53091 轨道巷的留巷宽度仅为1 200 mm,所以在定向预裂爆破时,需要在巷道距回采侧肩角约2 000 mm 处预设1 排炮孔。本次定向断裂爆破选用的钻杆和钻头的直径别为52 mm 和58 mm,炮孔长度10 m,炮孔与水平面的夹角β=75°。在计算炮孔间距时,应考虑到应力波与爆生气体准静态压力共同的作用。
使用不耦合装药时,按应力波作用的公式为[13]:
由式(2)可得pa=1 073 MPa,由式(1)可得a1=0.69 m。
假设炮孔受力状态与厚壁筒大致相似,则爆炸产生的均匀气压对孔内壁的作用力,可以按照应力波与爆生气体准静态压力共同作用计算。结合弹性力学厚壁筒相关理论和岩石力学中的抗拉强度判定准则,可得[13]:
式中:a2为按炮孔内壁所受的准静态压力计算出的炮孔间距,m;pb为炮孔内壁所受的准静态压力,MPa。
代入数据得到炮孔壁的准静态压力pb=107 MPa,按应力波作用计算出的炮孔间距a2=0.32 m。
由以上计算公式,可以得到炮孔间距应为a=a1+a2=0.69+0.32=1.01 m。由于pa和pb的值远大于岩体的抗压强度,所以会在孔周围产生压碎破裂,并且导致炸药能量损失。因此,为了使裂隙稳定拓展,设置炮孔的合理间距为1 000 mm。后期可根据顶板取芯结果和爆破效果进行优化。
装药方式为孔底不耦合连续装药。炮孔总长度为10 m,其中,聚能管长度为6 m、炮泥长度为4 m。
单孔装药量Q 计算公式为:
式中:q 为单位距离装药量,1.1 kg/m;l 为单孔装药长度。
因此,可以计算得出单孔装药量为6.6 kg。
装药时,需要先将乳化炸药放入准备好的聚能管(每节长度2 m)中,聚能管之间用连接件和螺丝进行连接和固定。此外,为了保证聚能与预裂方向一致,每个聚能管都配备1 个ϕ60 mm 长的定位块。聚能药包定向预裂炮孔装药结构如图5。
图5 聚能药包定向预裂炮孔装药结构Fig.5 Directional presplitting blast hole charging structure of shaped charge
使用导爆索连接聚能药包、实现多点起爆。将每4 个炮孔分为1 组,一次同时最多可以起爆3 组、共12 个炮孔。同时,每组中的4 个炮孔需要依次装入4个段位的毫秒延期电雷管,从而使得每组总延期时间达到100 ms。串并联网络比并联网络具有更为可靠的起爆稳定性,因此,选择串并联起爆网络。
进行爆破时,使用电雷管正向起爆导爆索,并且在每个炮孔安装2 个同段位毫秒延期电雷管。电雷管需要埋藏在炸药内,且距离孔口超过4.2 m。应保证电雷管的聚能穴与导爆索的传爆方向相对应。此外,导爆索的起爆雷管应保证与导爆索捆扎端端头大于15 cm。当乳化炸药充满聚能管后,还需沿聚能管的孔口向孔底方向铺设1 条6 m 左右的导爆索,炸药与导爆索充分接触,然后扣上聚能管顶盖。
对53091 巷进行沿空留巷,留巷时沿机尾端头支架进行巷旁支护,由于端头支架至煤柱帮仅剩余3 100 mm,巷旁支护宽度wz为1.5 m,设计5309 工作面留巷宽度wl为1.2 m,后期留巷结束,再对煤柱侧扩帮,形成巷道。
“分离岩块法”是估算巷旁支护体所承受载荷的最为常用计算方法之一[14-15]。分离岩块法示意图如图6,该方法认为沿空巷道以及支护体上方的垮落的岩层构成了巷旁支护的主要载荷。巷旁支护的位置在未采动煤体的高压区域和垮落矸石之间,处于两者间的降压区。巷道顶板在采空区一侧存在自由面。由于岩体呈层状,当高度足够时,分层之间会产生离层,导致岩块沿煤壁形成剪切断裂,并成为巷旁支护上侧的载荷[14]。
图6 分离岩块法示意图Fig.6 Schematic diagram of separated rock block method
式中:p1为巷旁支护的载荷;h 为有效采高,6.3 m;wl为巷旁充填宽度;wz为巷旁支护宽度;ww为巷旁支护外侧悬顶距,0.5 m;ρf为分离岩块的密度,2.4 t/m3;αd为剪切角,26°;θ 为煤层倾角,3°;Hk为顶板垮落带高度,Hk=4h,25.2 m。
根据式(6),可得巷旁支护所需承受的载荷为p1=5 117.83 kN/m。
叠加层板法示意图如图7。
图7 叠加层板法示意图Fig.7 Schematic diagram of superimposed laminate method
使用“叠加层板法”估算沿空留巷压力p2的基本计算公式为[16-17]:
式中:式中:w 为巷道维护宽度(留巷净宽+巷旁支护宽度),2.7 m;M1为切顶后残余边界的自重载荷弯矩,55 .355 MN·m;M2为岩层垮落时剪力所产生的弯矩,3.405 MN·m;M3为垮落层的极限弯矩,2.33 MN·m。最终可得p2=22 625.9 MN/m。
巷旁支护模式经历了以下发展过程:木垛支护、集中单支柱支护、废物包装回填体、用混凝土砌块筑墙和回填材料支护[18-19]。在这个发展过程中,巷旁支护的紧密性、机械化水平、变形适应性和强度得到显著改善,减少了保留巷道周围岩石的变形量,从而减少了二次巷道改造的工作量。
柔模混凝土支护技术的关键是在工作面端头支护效应消失之前,在支架或者单体支柱的支撑下,通过与此技术相匹配的高功率注入装置将可调凝、可调强的自制混凝土注射到已布置好的柔性模板中,由此,可以在采空区与回采巷道之间的位置建立1道柔模混凝土连续墙。它具有材料易拉拔、适用范围广、成本低、强度高、制造工艺简单等优点。此外,它还适用于薄、中、厚煤层以及浅埋矿井的开采[20-21]。
本次设计的柔性模板,选用了陕西开拓建筑科技有限公司生产的沿空留巷横斜双拉纤维柔性模板。该模板是封闭的三维纺织组合体,内部使用拉筋材料加固、外层由加筋的纤维布强化。
柔性混凝土模板作为沿空留巷巷旁支护的主要载体,其作用体现在以下2 方面。
1)通过泵入自制混凝土的柔性编织袋、模板内部的拉筋,以及配套的承重铁板,可以形成1 个坚固的柔性混凝土承重结构。承重结构不仅具备连续整体混凝土支架的刚度,而且在水平约束力下呈现出三维压缩状态。承重结构的自承载能力显著提高,柔性混凝土模板的水平位移受到很大限制,以防止过度变形,增强结构完整性和稳定性。三维纺织结构柔性模板如图8。
图8 三维纺织结构柔性模板Fig.8 Flexible formwork of 3D textile structure
2)接顶模板和顶板构成的缓冲层对巷旁柔性混凝土模板支架具有协同“屈服-抵抗”效应,并达到屈服变形的目的。此外,缓冲层改善了巷旁支架和顶板间的密封效果,并降低了留巷采空区有害空气的含量。
由于巷道底板为煤体,留巷后期容易底鼓导致墙体倾斜,浇墙时需考虑防底鼓措施,将柔模混凝土墙体向巷内倾斜2°~3°的迎山角。沿空留巷支护断面图如图9。
图9 53091 巷沿空留巷断面图Fig.9 Section of 53091 gob-side entry retaining
柔性混凝土模板作为巷旁支护的作用机理可描述如下。
1)巷旁柔性混凝土模板支护可增强支护阻力,降低主顶板断裂时动压力对留巷巷道稳定性的影响,以及主顶板沉降的速率,当煤矸石压实且变形稳定时,将主顶板置于合理位置,保证留巷的正常使用。
2)顶板接触缓冲层能够有效地承受和释放围岩的变形能和膨胀压力,显著降低柔性混凝土模板上的应力,提高支撑结构的安全性。此外,顶板接触缓冲层可以与主顶板的旋转变形、采空区矸石的压实和固体煤体的变形相协调,防止直接顶板和主顶板分离,实现最佳的“屈服-抵抗”柔性混凝土墙支撑效果。
3)与其他回填支撑材料相比,巷旁柔性混凝土模板支撑加快了繁琐的模板施工过程,显著缩短了支护准备时间。此外,巷旁柔性混凝土模板支护技术采用的快速泵送回填材料方法适用于综合机械化采煤,从而实现高效开采和巷道保持。
柔模混凝土的承载力可以分解为2 个部分:①内部核心混凝土的承载力;②外层约束增强体的承载力。
当顶板对柔性混凝土墙施加轴向载荷时,混凝土在轴向发生压缩变形、在横向产生向外的扩容,并对约束的锚栓造成拉伸作用。与此同时,锚栓在横向对核心混凝土形成反向约束,因此,可以使得柔性混凝土墙中的核心混凝土一直处于三轴压缩的受力状态。在混凝土的弹性加载阶段,柔模混凝土与普通混凝土的应力-应变曲线大致相似;随后,继续加载并使应力超过混凝土强度极限后,普通混凝土立即发生应变软化,应力和应变同时减小,而柔模混凝土的应力-应变曲线仍能保持一定的上升态势,出现应变强化效应。
由上面描述可知,当施加的轴向应力超过抗压强度时,素混凝土出现明显的横向扩容变形。与之对应的,当轴向应力超过抗压强度,柔模混凝土的应力-应变关系曲线出现了应变强化的特征。因此,与素混凝土相比,柔模混凝土的强度和延性都得到提高。
锚栓的约束应力计算公式为:
式中:σr为与锚栓套箍相互作用所形成的有效约束力;dm为锚栓直径,22 mm;σb为钢筋的抗拉强度,500 MPa;d1、d2为锚栓间排距,750 mm。
根据式(8),可得到锚栓反向作用产生的有效约束力σr=0.34 MPa。
柔模混凝土墙体的承载力可表示为:
式中:N2为巷旁支护的最大承载力;Acor为环向包裹内混凝土矩形截面面积,1 500 mm2;fc为混凝土的抗压强度,23.1 MPa。
由式(9)可计算出巷旁支护的承载能力N2=33 021 kN/m。
实践证明,分离岩块法所得的围岩上覆压力和留巷围岩应力重分布后墙体支撑压力接近,为5 117.83 kN/m;工作面局部异常来压时,墙体支撑压力与叠加层板法得到的围岩压力接近,为22 625.9 kN/m。因此,可以计算得出,留巷应力重分布后,柔模混凝土墙的安全系数为N2/p1=6.45,工作面上方顶板异常来压时,柔模混凝土墙的安全系数为N2/p2=1.46,柔模混凝土墙能对留巷形成有效支护。此外,由于以上只计算巷旁支护对顶板的支撑载荷,并没有计算顶板支护结构对巷道整体支护的影响。考虑顶板支护对巷旁支护的影响,得到的实际安全系数更高。因此,可认为巷旁支护强度达到了支护要求。
回采和切顶卸压过程中会在采空区产生大量矸石。垮落的矸石在柔模混凝土墙体的一侧逐渐堆积,并最终对柔模混凝土墙体产生1 个不可忽略的侧向压力。为了保证安全,需要计算矸石在柔模混凝土墙形成的侧向压力,从而评估其抗滑稳定性。矸石产生的侧压力pa的计算公式如下:
式中:ρ 为垮落矸石的密度,1.8 t/m3;Hs为垮落矸石的堆积高度,一般为2 倍的有效采高,12.6 m;φ为垮落矸石内摩擦角,45°。
因此,可计算出堆积矸石对巷旁支护体形成的侧压力pa=245.15 kN。
由于静水平开采工作面,墙体抗滑稳定性可由以下公式计算得到:
式中:Ka为墙体抗滑系数;G 为墙体自重,156 kN/m;F 为留巷顶板充分垮落后的压力,5 117.83 kN/m;μ 为底板与墙体间的摩擦系数,0.3。
代入以上数值,可计算出墙体抗滑系数为Ka=6.45。该值远大于重力式挡土墙设计规范所要求的抗滑系数1.6,因此墙体满足抗滑稳定性要求。
为了检验协同支护技术对沿空留巷围岩支护的效果,采用十字监测法,对留巷围岩表面位移情况实施了现场监测,监测围岩收敛变形[22-23]。沿空巷道位移监测点布置如图10。
图10 留巷围岩变形监测布置图Fig.10 Layout of surrounding rock deformation monitoring of retaining roadway
5309 工作面的巷道变形主要起始于工作面后10 m 的位置,工作面后10~90 m 范围内的巷道变形速率较快,此范围内巷道变形约占总变形量的60%,距工作面超过90 m 的位置巷道变形速率基本不变。巷道顶底板间的最大变形量为235 mm,而顶板下沉量降约占巷道总变形的25%。两帮变形特性相似,两帮移近量最大为150 mm。
通过监测可以发现,在锚索和巷旁支护体的切顶作用下,被切断的采空区顶板快速垮落,柔性混凝土模板墙上未出现螺栓或锚索损坏、锚固失效、单支柱倾倒、弯曲损坏或肋骨剥落的情况。矿压监测结果表明,进行爆破切顶卸压期间,5309 工作面的沿空留巷顶板只产生了较小的下沉,底鼓以及两帮移近量均在设计控范围内。在整个切顶过程中,巷道围岩变形较小,留巷效果较好,满足了下一工作面的使用要求。
1)定向预裂爆破的结果表明,爆破预裂切顶卸压对于厚层坚硬顶板沿空留巷具有较好效果,能大幅减小留巷段压力,克服巷道变形,是沿空留巷技术的关键步骤。
2)巷道沿采空区一侧切顶卸压后,超前工作面开槽采用柔模混凝土墙体进行巷旁支护,有效阻挡采空区矸石,并对顶板进行强力支撑,降低主顶板断裂时动压力对留巷巷道稳定性的影响,以及主顶板沉降的速率。
3)矿压观测结果表明:在距工作面10~90 m 范围内,沿空留巷的巷道变形最快;在距工作面50~100 m 范围内,沿空留巷墙体压力达到最大值。爆破预裂切顶卸压和柔模混凝土墙的协同运用,在减少沿空留巷顶板压力的同时,提高了留巷的综合承载力,从而能够确保留巷围岩在顶板来压时的稳定性,并最终为安全生产提供保障。